基本頂斷裂位置條件下沿空留巷充填體參數確定

周 睿，李元輝，閆斌移

(1.東北大學深部金屬礦山安全開采教育部重點實驗室，遼寧 沈陽 110004；2.煤科集團沈陽研究院有限公司，遼寧 沈陽 110016)

采選技術

基本頂斷裂位置條件下沿空留巷充填體參數確定

周 睿1，2，李元輝1，閆斌移2

(1.東北大學深部金屬礦山安全開采教育部重點實驗室，遼寧 沈陽 110004；2.煤科集團沈陽研究院有限公司，遼寧 沈陽 110016)

沿空留巷基本頂斷裂位置對充填體所需提供支撐力有很大影響，基于砌體梁理論，建立3種沿空留巷基本頂斷裂結構力學分析模型，采用梁體撓度計算方法，得出充填體所需支撐力隨開采深度、留巷巷道寬度、充填寬度的增加而增大；基本頂在采空區側斷裂充填體所需提供支撐力最小，沿空留巷圍巖穩定性較易控制；基本頂在巷道上方或煤壁側斷裂，所需充填體支撐力較大；在靠近巖塊A和巖塊B的斷裂位置處進行充填，有利于降低充填體需要提供的支撐力，并將研究成果在潘村煤礦1301工作面進行現場試驗，沿空留巷取得成功。

沿空留巷；基本頂斷裂位置；充填體；砌體梁；撓度

無煤柱沿空留巷是煤礦開采技術的一項重大改革[1]，此項技術不僅可以提高煤炭資源采出率、減少巷道掘進量、取消孤島工作面及縮短搬家時間，并且可以實現Y型通風方式，有效解決瓦斯突出、沖擊地壓、火災和瓦斯爆炸等煤礦重大災害，其技術優勢和經濟效益顯著[2]。隨著煤礦高效開采技術的發展，許多學者對沿空留巷技術方面進行了許多研究工作，包括圍壓力學分析[3-4]、充填體所需提供支撐力[5]、充填材料選取[6]等，但目前研究成果中，較少涉及基本頂斷裂位置對沿空留巷圍壓穩定性的影響，使力學分析中弱化上覆載荷作用形式，圍壓體系分析不全面，進而現場應用中忽略基本頂斷裂位置的影響，僅參照其他礦井的充填材料和充填工藝，最終導致沿空留巷效果不理想，造成人力和物力的浪費。

本文依據上覆巖層基本頂的斷裂位置，建立了3種沿空留巷基本頂斷裂結構力學模型，對3種條件下充填體所需提供的支撐力進行定量分析，得出基本頂的斷裂位置對充填體所需支撐力的影響，并根據3種斷裂模型的力學規律，探索沿空留巷充填參數確定依據，開發留巷關鍵技術。

1 沿空留巷基本頂斷裂結構力學模型

確保充填體有效支護是沿空留巷圍巖穩定的前提。因此，依據現場地質條件來分析計算出保證留巷圍壓穩定時所需的支撐力顯得尤為重要，而且支撐力的確定對充填材料的選擇及充填工藝的確定也有一定的指導作用。在沿空留巷技術條件下，工作面傾向基本頂達到極限跨距后會發生斷裂、回轉和下沉，形成砌體梁結構[7]。基本頂的斷裂位置與井下埋深、煤巖體力學性質、充填體的力學性質等因素有關。結合沿空留巷技術特點，影響充填體力學性質的基本頂斷裂主要分為采空區側斷裂、巷道上方斷裂和煤層側斷裂3種情況[8]，具體見圖1。

圖1 沿空留巷基本頂斷裂力學模型

2 沿空留巷基本頂斷裂結構力學分析

通過沿空留巷力學分析模型可以看出，巖塊A和巖塊B的斷裂位置不同，沿空留巷圍系統的力學結構也不同，充填體所需提供的支撐力也必定存在區別。其中，巖塊A上方受到上覆巖層作用，下方由煤體提供支撐力，并且與巖塊B形成鉸接結構；巖塊B經過斷裂、回轉、下沉后，與巖塊A、巖塊C形成鉸接結構，下方基本不觸矸[9]。根據建立的力學分析模型，將基本頂簡化為梁結構，巖塊A的下沉量遠小于A的跨度，故可利用巖塊A右端的下沉量為中介，分析3種情況下充填體所需提供的支撐力的變化規律。

2.1 基本頂在采空區側斷裂

基本頂在采空區側斷裂的力學分析如圖2所示，其中巖塊A的受力分析見圖2(a)，由于在距離巷道較遠的煤壁側基本頂巖體沒有破壞，故巖塊A可視為懸臂梁結構，在上方受到上覆巖層的均布載荷q1的作用，下方受到煤壁提供的支撐載荷q2的作用；同時，巖塊A還受到巖塊B及沿空留巷充填體提供的支撐力Fc1的作用；巖塊B的受力分析如圖2(b)所示，在水平方向受到水平力T的作用；在垂直方向，受到上覆載荷q3、巖塊A和巖塊C的鉸接力FAB、FCB作用。

圖2 基本頂采空區側斷裂巖塊受力分析

將巖塊A視為懸臂梁結構，在右端產生的下沉量W1的計算見式(1)。

(1)

式中：q1為基本頂上覆巖層載荷，MPa；q2為煤壁提供的支撐載荷，MPa；L1為巖塊A的長度，m；E為巖塊A彈性模量，MPa；I為巖塊A慣性矩，m4；D1為巷道寬度，m；D2為充填體的寬度，m；x1為充填體作用點距離巖塊A右端的距離，m；ρA為巖塊A密度，kg/m3；g為重力加速度，N/kg；Fc1為基本頂在采空區側斷裂充填體提供的支撐力，N；FBA為巖塊B對巖塊A在垂直方向的作用力，N。

通過式(1)，可以求得基本頂在采空區側斷裂充填體所需提供的支撐力Fc1，見式(2)。

(2)

巖塊B的尺寸如圖3所示，通過對FAB作用點取距，可得式(3)。

T·Lr+FCB·LCB-(GB+L3·q3)·LG=0

(3)

式中：GB為巖塊B自重，N；q3為上覆巖層載荷，MPa；hB為巖塊B高度，m；sB為巖塊B下沉高度，m；LG為重力作用點帶FAB作用點的垂直距離，m；LR為T作用點到FAB作用點的垂直距離，m；LCB為FCB作用點到FAB作用點的垂直距離，m。

圖3 巖塊B尺寸圖

通過參考文獻[7]可知，巖塊A與巖塊B之間的水平力T的計算見式(4)。

(4)

將式(4)帶入式(3)，可以得出式(5)。對巖塊B在垂直方向上進行受力分析，得出式(6)。

(5)

(6)

式中，FAB(FBA的反作用力)為巖塊A對巖塊B在垂直方向的作用力，N。其計算見式(7)。

將式(7)帶入式(2)，可求得Fc1，見式(8)。

(7)

(8)

2.2 基本頂在巷道上方斷裂

基本頂在巷道上方斷裂的力學分析如圖4所示，其中巖塊A的受力分析見圖4(a)。巖塊A在上方受到上覆巖層的均布載荷q1的作用，下方受到煤壁提供的支撐載荷q2的作用。同時，巖塊A還受到巖塊B的作用力，巖塊B的受力分析如圖4(b)所示。巖塊B在水平方向受到水平力T的作用，在垂直方向，受到上覆載荷q3、充填體支撐力Fc2、巖塊A和巖塊C的鉸接力FAB、FCB作用。

巖塊A右端產生的下沉量w2的計算見式(9)。通過式(9)，可以得到式(10)。對巖塊B取平衡方程，可以得出Fc2的計算式，見式(11)。

(9)

(10)

(11)

圖4 基本頂巷道上方斷裂巖塊受力分析

2.3 基本頂在煤壁側斷裂

基本頂在煤壁側斷裂的力學分析如圖5所示，其中巖塊A的受力分析見圖5(a)。巖塊A在上方受到上覆巖層的均布載荷q1的作用，下方受到煤壁提供的支撐載荷q2的作用，同時，巖塊A還受到巖塊B的作用力FBA；巖塊B的受力分析見圖5(b)，巖塊B在水平方向受到水平力T的作用，在垂直方向，受到上覆載荷q3、下部煤層支撐力q2、充填體支撐力Fc3、巖塊A和巖塊C的鉸接力FAB、FCB作用。

圖5 基本頂煤壁側斷裂力學分析圖

巖塊A右端下沉量w3的計算見式(12)。通過式(12)，可以得到式(13)。

(12)

(13)

對巖塊B取平衡方程，可以得出Fc3的計算式，見式(14)。

(14)

3 充填體所需支撐力變化規律分析

根據3種沿空留巷基本頂斷裂結構下充填體所需支撐力的表達式，假定在理想狀態下沿空留巷圍巖結構穩定，巖塊A右端的下沉量為零，來分析充填體支撐力的變化規律，相關參數參照貴州潘村煤礦選取，潘村煤礦主采3號煤層，在1301工作面運輸平巷實施沿空留巷，其中煤層埋深108m，故上覆巖層載荷取為2.5MPa；巖塊A和巖塊B長度依據基本頂斷裂幾何尺寸表[8]，得出L1=15m，L3=12.5m；巖塊B重力依據巖塊B密度得出其重力GB為30000N；巖塊B厚度hB依據基本頂厚度取為5m；巖塊B下沉高度sB可近似取為煤層開采高度為2m；巖塊B相關尺寸參數可參照下沉高度計算得出，其他具體參數選取如表1所示。

3.1 上覆巖層載荷對充填體所需支撐力影響

結合式(8)、式(11)和式(14)，將上覆巖層載荷q1視為自變量，充填體提供的支撐力Fc為因變量，來分析充填體支撐力隨上覆載荷q1的變化規律，具體見圖6。

表1 參數選取表

從圖6可以看出，隨著上覆載荷q1的增加，充填體所需提供的支撐力增大；基本頂3種斷裂結構條件下，充填體支撐力差別較大。在采空區側斷裂充填體所需提供的支撐力最小，在上覆載荷為5MPa的情況下，所需支撐力不超過1000kN；而基本頂在巷道上方和煤壁側斷裂，充填體所需提供的支撐力均較大，在上覆載荷為1MPa的情況下，所需支撐力為5000kN左右；其中在煤壁側斷裂情況下所需支撐力最大，當載荷為5MPa的情況下，支撐力達到近10000kN。因此，開采深度越深，需要充填體提供的支撐力越大，留巷難度也隨之增加。

3.2 留巷巷道寬度對充填體所需支撐力影響

將留巷巷道寬度D1視為自變量，充填體提供的支撐力Fc為因變量，來分析充填體支撐力隨巷道寬度D1的變化規律，具體見圖7。

從圖7可以看出，隨著留巷巷道寬度D1的增加，充填體所需提供的支撐力增大。基本頂在采空區側斷裂，充填體所需提供的支撐力最小，在留巷巷道寬度D1取5m的情況下，基本頂在采空區側斷裂所需支撐力為150kN左右，巷道上方斷裂所需支撐力為5000kN；煤壁側斷裂所需支撐力約為9000kN。隨著巷道寬度的增加，煤壁側斷裂時充填體所需支撐力增加的最為顯著，而巷道上方斷裂時充填體所需提供的支撐力變化較小。

3.3 充填寬度對充填體所需支撐力影響

將充填寬度D2視為自變量，充填體提供的支撐力Fc為因變量，來分析充填體支撐力隨充填寬度D2的變化規律，具體見圖8。

從圖8可以看出，隨著充填寬度D2的增加，充填體所需提供的支撐力增大，其中基本頂在煤壁側斷裂時，充填體所需提供的支撐力最大，而基本頂在采空區側斷裂，充填體所需提供的支撐力最小。因此在實際工作中，一味增加充填寬度并不能確保沿空留巷圍壓的穩定性。

3.4 充填位置對充填體所需支撐力影響

依據圖2、圖3和圖4中x1，x2、x3的物理意義，對充填體支撐力隨x的變化規律進行分析，見圖9。

從圖9可以看出，基本頂斷裂3種情況下，充填體所需支撐力均隨著x距離的增加而增大。可以得出，基本頂在采空區側斷裂的情況下，充填體在巖塊A右端提供支撐力最適宜；基本頂在巷道上方或煤壁側斷裂的情況下，充填體越靠近巖塊B的左端，所需支撐力越小；因此可以得出，靠近巖塊A、B的斷裂位置處進行充填，有利于降低充填體所需提供的支撐力。

圖6 充填體支撐力隨上覆載荷q1變化規律

圖7 充填體支撐力隨留巷巷道寬度D1變化規律

圖8 充填體支撐力隨留充填體寬度D2變化規律

圖9 充填體支撐力隨距離x的變化規律

4 工程實例分析

4.1 留巷巷道支護方案

通過以上力學分析可知，基本頂在采空區測斷裂可以有效降低充填體所需提供支撐力。因此，1301運輸平巷采用錨梁網索聯合支護技術，并在巷道頂部增加布置4條長錨索、在煤壁側巷幫上部增加布置2條長錨索來增強煤壁和巷道上方基本頂的整體性，提高基本頂強度，支護斷面見圖10。

4.2 基本定斷裂位置探測

為確定基本頂斷裂線的位置，選取5m長巷道作為測試段，測試基本頂斷裂位置及巖塊A下沉量，在1301運輸平巷向基本頂方向施工6個探測鉆孔，鉆孔傾角分別為15°、25°、75°、70°、25°、15°。并采用CXK28鉆孔成像儀對基本定斷裂結構進行探測，鉆孔布置方式見圖11。

圖10 巷道支護斷面圖(單位：mm)

圖11 測試孔布置示意圖

通過鉆孔成像可知，基本頂大裂隙集中分布在靠近采空區側，距離采空區邊界1.88～2.44m的范圍。

4.3 充填體參數確定

通過理論分析可以得出充填體布置在基本頂斷裂位置處，可以降低充填體所需提供支撐力。因此，確定充填寬度為2.5m；對巷道頂部下沉量進行測定得出巷道頂板平均下沉量為0.033m，故可以計算出巖塊A右端下沉量為0.04m，將相關參數代入到式(8)中，可以確定充填體強度為1.33MPa即可以達到要求，因此，充填材料選用膠結料與矸石加水攪拌混合而成，強度可達到1.5MPa～2.0MPa。然后通過充填泵輸送到回采工作面后方由模板構筑的充填空間內凝結而成。

4.4 應用效果

目前，1301工作面已經回采結束，留巷巷道沒有進行二次維護并且滿足工作面回采要求，現場測試工作面回采時巷道兩幫最大移近量為160mm，巷道頂底板最大移近量為140mm，具體見圖12，沿空留巷取得成功。

圖12 巷道變形曲線圖

5 結 論

1)本文建立3種沿空留巷基本頂斷裂力學分析模型，得出基本頂斷裂位置對充填體支撐力有著重要的影響，充填體所需支撐力隨開采深度、留巷巷道寬度、充填寬度的增大而增大；基本頂在采空區側斷裂充填體支撐力最小，沿空留巷圍巖穩定性較易控制；基本頂在巷道上方或煤壁側斷裂，所需充填體支撐力較大；并且在靠近巖塊A和巖塊B的斷裂位置處進行充填，有利于降低充填體需要提供的支撐力。

2)在貴州潘村煤礦1301工作面進行工業性試驗，采用CXK28鉆孔成像儀分析基本頂斷裂位置后進行充填體參數確定，得出充填寬度2.5m，充填體強度大于1.33MPa的充填方案，并最終沿空留巷取得成功。

[1] Ying Xu，Jian Biao Bai，Yong Chen，et al.Development of Scientific Mining：a Case Study of Gob-Side Entry Retaining Technology in China [J].Advanced Materials Research，2011，1279 (255)：3786-3792.

[2] Zhou Ke Guo.Research on Cooperated and Continuous Non-Pillar Mining Technology [J].Advanced Materials Research，2013，.2301 (295)：2906-2912.

[3] Jianguo Ning，Jun Wang，Xuesheng Liu，et al.Soft-strong supporting mechanism of gob-side entry retaining in deep coal seams threatened by rockburst [J].International Journal of Mining Science and Technology，2014，24 (6)：805-810.

[4] Nong Zhang，Liang Yuan，Changliang Han，et al.Stability and deformation of surrounding rock in pillarless gob-side entry retaining [J].Safety Science，2012，50 (4)：593-599.

[5] Zhanguo Ma，Peng Gong，Jinquan Fan，et al.Coupling mechanism of roof and supporting wall in gob-side entry retaining in fully-mechanized mining with gangue backfilling [J].Mining Science and Technology (China)，2011，21 (6)：829-833.

[6] Hong Biao Wang，Chao An，Shan Dong Zhang，et al.Application on Gob-Side Entry Retaining Technology with Coal Gangue Bag Packing in Medium-Thick Coal Seams [J].Applied Mechanics and Materials，2014，2799(446)：1364-1368.

[7] 錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2003.

[8] 周睿.高水材料巷旁充填體蠕變特性分析及其應用[D].徐州：中國礦業大學，2011.

[9] 錢鳴高，繆協興，許家林，等.巖層控制的關鍵層理論[M].徐州：中國礦業大學出版社，2000.

Fillings parameters determine in gob-side entry retaining from fracture position of main roof

ZHOU Rui1，2，LI Yuanhui1，YAN Binyi2

(1.Key Laboratory of Ministry of Education on Safe Mining of Deep Metal Mines，Northeastern University，Shenyang 110004，China；2.CCTEG Shenyang Research Institute，Shenyang 110016，China)

Fillings force was influenced by fracture line of main roof in gob-side entry retaining.Based on voussoir beam，three kinds of structure models were established，and through calculating deflection of beam，fillings force changed with depth of mining，width of roadway and fillings were found.Force was minimum with fracture line of main roof in goaf，surrounding rock was easy to be controlled；Force was bigger with fracture line of main roof upper roadway or in coal wall.Force was reduced with fillings was arranged where the fraction of rock A and rock B.Field experiment was done in 1301 work face from Panchun coal with the achievements，gob-side entry retaining was successful.

gob-side entry retaining；fracture position of main roof；fillings；voussoir beam；deflection

2016-04-06

中國煤炭科工集團有限公司青年科技創新基金資助(編號:2014QN003)

周睿(1985-)，男，遼寧鞍山人，工程師，博士研究生。

TD713

A

1004-4051(2016)12-0076-06